張 超
(大同煤礦集團(tuán) 馬道頭煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 大同 037100)
綜放工作面壓架是一種常見的生產(chǎn)事故,發(fā)生壓架事故后,工作面支架立柱行程變小甚至為零,造成支架前移困難,特別是端頭支架發(fā)生壓架后,與其相連的轉(zhuǎn)載機(jī)及搭接的膠帶自移尾都無法前移,嚴(yán)重制約著工作面的正常推進(jìn),對(duì)礦井的安全生產(chǎn)造成較大影響[1-2]。本文以大同煤礦集團(tuán)某礦8105綜放工作面為背景,詳細(xì)介紹了該工作面發(fā)生端頭支架壓架的原因及處理方法,以供同行參考。
某礦8105綜放工作面可采走向長(zhǎng)1 890 m,傾向長(zhǎng)235 m,平均煤厚9.2 m,煤層傾角為3~9°,工作面頭低尾高,頭尾高差為31~43 m,蓋山厚度為628~710 m,工作面采用兩巷布置,即一進(jìn)一回的通風(fēng)方式,主要巷道包括:8105膠帶巷、8105回風(fēng)巷。煤層頂?shù)装鍘r性見表1。結(jié)合煤層和圍巖的實(shí)際情況,設(shè)計(jì)選用ZF15000/27.5/42D型低位放頂煤液壓支架為中部支架,支架支撐高度為2.75~4.2 m,中心距1.75 m,工作阻力15 000 kN,支護(hù)強(qiáng)度1.23 MPa,配套選擇ZFG13000/27.5/42D型低位放頂煤過渡支架和ZTZ20000/27.5/42D型端頭支架。
表1 煤層頂?shù)装鍘r性
膠帶巷道斷面為矩形,斷面規(guī)格為5 500 mm×3 600 mm。巷道永久支護(hù)的形式為:錨桿、錨索、W鋼帶和金屬網(wǎng)聯(lián)合支護(hù)。頂板支護(hù)選用錨桿規(guī)格為D20 mm×2 400 mm,每排6根,間排距為900 mm×800 mm;錨索規(guī)格為D21.8 mm×9 000 mm,每排2根,間排距為2 700 mm×2 400 mm;兩幫支護(hù)選用錨桿規(guī)格為D20 mm×2 400 mm,每排4根,排間距為900 mm×800 mm;角錨索規(guī)格為D21.8 mm×4 000 mm,排距2 400 mm;角錨桿規(guī)格為D20 mm×2 400 mm,排距為800 mm。
膠帶巷從工作面煤壁線向外0~30 m范圍, 采用“一梁兩柱”的支護(hù)形式,排距3.7 m,柱距1.1 m,單體柱型號(hào)為DW45-250/110×(A),花邊梁長(zhǎng)4.8 m。30~60 m范圍,在行人道靠膠帶架側(cè)支單點(diǎn)柱,柱距1.1 m,單體柱型號(hào)為DW45-250/110×(A),花邊梁長(zhǎng)1.2 m。
端頭支架選擇ZTZ20000/27.5/42D 型中置式端頭支架,兩架為一組,寬度3.3 m;配套ZTZ10000/27.5/42D中置式端頭支架做為前端頭支架,兩架一組,寬度3.3 m,兩組支架有效支護(hù)長(zhǎng)度為25 m。
當(dāng)工作面推進(jìn)至采位頭570 m/尾557 m時(shí)在膠帶巷超前50 m范圍內(nèi)頂、底板移近量達(dá)2.5 m,導(dǎo)致端頭支架后半部上方頂板下沉、破碎情況嚴(yán)重,煤柱側(cè)支架傾斜,支架立柱行程低,具體如下:
1) 支架共8個(gè)立柱,分左右兩側(cè),每側(cè)4個(gè);現(xiàn)場(chǎng)測(cè)得活柱伸出量分別為煤柱側(cè):從采空區(qū)側(cè)往外分別為15 cm、22 cm、37 cm和56 cm;采煤側(cè):從采空區(qū)側(cè)往外分別為10 cm、19 cm、24 cm和33 cm。
2) 端頭支架煤柱側(cè)部分向工作面?zhèn)葍A向近25°。
3) 端頭支架上部永久支護(hù)部分失效,導(dǎo)致破碎的頂煤從支架間隙流下。
壓架發(fā)生后對(duì)現(xiàn)場(chǎng)的其他條件進(jìn)行查看,發(fā)現(xiàn)工作面頭低尾高,頭尾高差38 m,采空區(qū)與工作面積水全部流向端頭,導(dǎo)致底板水煤泥多,支撐力差;煤柱幫與轉(zhuǎn)載機(jī)擋煤板之間充滿碎煤,高度與擋煤板平齊;工作面40%的支架初撐力不達(dá)標(biāo);超前段頂板普遍發(fā)生離層下沉和底鼓,在轉(zhuǎn)載機(jī)頭部巷道高度僅有2.6 m。這些情況與端頭架壓架相疊加,對(duì)工作面的安全生產(chǎn)造成嚴(yán)重的影響:首先是端頭支架易被壓死,無法拉移支架;其次是支架立柱行程低于0.4 m,導(dǎo)致前后溜頭過煤通道不暢,尤其是后溜頭,稍不注意即導(dǎo)致刮板損壞、刮板鏈斷開,致使放煤受限,造成大量資源浪費(fèi);最后不得不占用大量有效生產(chǎn)時(shí)間進(jìn)行事故處理。
1) 工作面膠帶巷處于盤區(qū)的向斜軸部,受構(gòu)造應(yīng)力影響,超前段承受壓力大。
2) 工作面為下山開采,膠帶巷超前支護(hù)段承受頂板壓力較大。
3) 工作面剛過完斷層破碎區(qū),40%的支架初撐力不達(dá)標(biāo),且頭低尾高,導(dǎo)致工作面頂板整體壓力集中于頭部,端頭支架為最低點(diǎn),受壓較大。
4) 采空區(qū)與工作面積水全部流向端頭,導(dǎo)致底板水煤泥多,由于底板巖性為泥巖,遇水軟化,支架及超前支護(hù)鉆底現(xiàn)象嚴(yán)重,對(duì)頂板起不到有效支撐作用;而且煤柱幫與轉(zhuǎn)載機(jī)擋煤板之間充滿煤泥,增加了移架阻力。
1) 反復(fù)起底。轉(zhuǎn)載機(jī)頭處巷道高度僅有2.6 m,轉(zhuǎn)載機(jī)頭高2.9 m,因此第一次起底需在膠帶自移機(jī)尾下方起底,否則轉(zhuǎn)載機(jī)頭無法通過,第二次起底在膠帶自移機(jī)尾后方起底,起底后保證巷道高度不低于4.0 m,因膠帶巷頂?shù)装逡平颍谀z帶自移機(jī)尾后方起底達(dá)到4.0 m后,當(dāng)該位置到了前端頭支架時(shí),巷道高度又變成2.5~3.1 m,端頭支架最小支撐高度為2.75 m,因此仍需要對(duì)前兩次起完底的位置進(jìn)行重復(fù)起底,因此第三次起底在前端頭架前方起底,第四次起底在端頭架前方起底,經(jīng)過四次反復(fù)起底才能保證工作面正常推進(jìn),因起底工作量大,經(jīng)常出現(xiàn)端頭支架4號(hào)立柱無行程,一旦端頭支架被壓死,即需停下來進(jìn)行起底或者剪頂網(wǎng)反復(fù)升降支架破碎頂煤。
2) 補(bǔ)強(qiáng)頂板支護(hù)。在膠帶巷從轉(zhuǎn)載機(jī)處向外鋪雙層菱形金屬網(wǎng)+三眼錨索梁,錨索規(guī)格為D21.8 mm×9 000 mm,鋼梁為11號(hào)工字鋼,長(zhǎng)4.8 m,錨索梁排距1.6 m,一直施工至停采線位置。
3) 加強(qiáng)底板支護(hù)。在膠帶巷從轉(zhuǎn)載機(jī)處向外施工底板錨索,底板錨索呈三花布置,錨索規(guī)格為D21.8 mm×4 000 mm,錨索間排距2 500 mm×2 500 mm。
4) 加強(qiáng)超前單體支護(hù)。將單體柱支設(shè)長(zhǎng)度延長(zhǎng)至100 m,采取三梁三柱形式,給單體柱穿柱鞋。
5) 在超前200 m范圍內(nèi)低洼點(diǎn)開鑿臨時(shí)水倉,加強(qiáng)排水。
通過采取上述措施后,超前支護(hù)段圍巖變形得到有效控制,端頭支架的行程逐漸增大,在千斤頂?shù)淖饔孟?,煤柱?cè)端頭支架恢復(fù)正常,使得工作面端頭支架能夠繼續(xù)前移。
通過這次端頭支架壓架處理,得出幾條經(jīng)驗(yàn)教訓(xùn):
1) 工作面巷道布置應(yīng)避開構(gòu)造應(yīng)力,特備是不能布置在向斜軸上;
2) 當(dāng)發(fā)現(xiàn)超前支護(hù)段巷道變形嚴(yán)重時(shí),應(yīng)提前采取補(bǔ)強(qiáng)支護(hù)措施;
3) 當(dāng)巷道底板巖性為泥巖等遇水軟化的巖石時(shí),一定要做好排水或防水工作,加強(qiáng)清理煤泥,并且給單體柱穿鞋來預(yù)防鉆底,必要時(shí)應(yīng)該用混凝土鋪底。